“十四五”以来，国内能源电力需求攀升，煤炭供需形势趋紧，生产开发布局加速西移，新疆凭借低开发程度与丰富资源成为我国煤炭供应的关键接续区域。本文以新疆煤炭产业为研究对象，系统梳理其资源赋存特征、生产开发现状及疆煤外运格局，并研判产业发展趋势。结果表明：新疆煤炭资源富集，埋深2000m以浅预测资源量占全国的40%，且具有埋藏浅、易开采等优势，四大煤炭基地呈“北富南贫”的分布格局；“十四五”期间新疆煤炭先进产能快速释放，2024年产量达5.4亿t，占全国比重提升至11.3%，外运量增至1.4亿t，形成以铁路运输为主、“北—中—南”三线联动的外运通道格局；未来新疆煤炭产能与产量将持续增长，“十五五”末期铁路外运能力有望提升至2.5亿t/a以上，加之疆煤主要市场需求增加，其在全国煤炭保供中的核心支撑作用将进一步凸显，融入全国统一大市场的趋势愈发明显。

针对定量带式输送机在立井箕斗装载工艺中需要频繁切换运行速度的工程特点，提出了一种基于梯形加速度曲线的运动学分析与控制方法。该方法以实现定量输送机启停和变速过程的平滑、精确控制为核心目标，对加速段和减速段的加速度变化率进行约束控制，从理论上避免了传统控制中因加减速突变而引起的机械冲击和弹性振动问题。研究中建立了涵盖匀速、加速、减速等全工况的运动学数学模型，系统推导了各运行阶段的时间、运行距离、速度及加速度之间的解析表达式，为准确求解各阶段关键运动参数提供了理论依据。为进一步验证理论模型的可行性与优越性，结合毛家川矿井主立井提升系统的实际设计参数与运行条件，针对多个不同距离的给料点，进行了详细的时序匹配计算，并针对各阶段实际运行工况提出差异化控制方法。实例应用结果表明，所提出的梯形加速度控制策略能显著抑制系统在变速过程中产生的动张力冲击与振动，并将原系统休止时间从25s压缩至20s，整体提升系统运行效率4.6%，为实现定量带式输送机与提升箕斗之间高效、可靠、安全的自动化协同作业提供了扎实的理论基础，具备高度可操作性。

针对露天矿重载运输环境下波纹钢管地道因非对称回填引发的结构失稳问题，结合传统加固技术周期长、适应性不足的工程局限，提出基于工字钢框架的模块化快速修复技术。采用数值模拟和现场实测相结合的方法，建立了Midas GTS NX三维有限元模型，探究非对称回填工况下波纹钢管地道的渐进性变形规律，并根据损伤特点进行模块化工字钢加固设计。通过标准化构件预制、渐进式安装工艺以及新旧结构协同传力机制实现受损区域快速修复，采用静载试验与模型校核的方式验证加固效果。研究表明：非对称回填造成的结构侧向位移达321.6mm，拱脚处出现应力峰值359MPa，引发局部屈曲失稳；使用工字钢框架加固后，拱顶竖向位移（23.8mm）与拱脚环向应力（247MPa）均可恢复到原设计水平，且在动态荷载作用下最大位移满足L/300的限值要求；数值模拟与静载试验的位移相对误差为3.5%，验证了模型的可靠性。因此，工字钢框架加固技术可快速、有效恢复已受损地道结构的承载能力。

针对深部高地应力环境缓倾斜煤层半煤岩沿空巷道围岩变形严重及支护困难等问题，以任楼煤矿Ⅱ7₂26S工作面沿空巷道为工程背景，通过理论分析、数值模拟及现场试验等方法，研究采动影响下半煤岩沿空巷道围岩变形破坏规律，分析围岩变形机理，提出“高强预应力锚杆索结合注浆改性加固”围岩控制方案。结果表明：沿空巷道顶板挠度与煤柱承载能力之间存在负相关性，可通过提升煤柱承载能力抑制顶板下沉；常规锚杆索支护下巷道两帮应力差异大，围岩非对称变形，帮部煤层易沿煤岩弱面滑移鼓出，煤柱帮变形严重，整体发生剪切破坏；通过支护设计优化并结合注浆改性加固后，巷道两帮应力差异降低，围岩应力环境得到改善，围岩变形量大幅降低，经现场验证试验段巷道围岩控制效果良好。

针对我国西部软岩地层中煤矿大硐室围岩变形机理不清、支护设计困难等问题，以鄂尔多斯矿区井底装载硐室为工程背景，综合采用FLAC^3D数值模拟与现场实测方法，系统研究了大硐室开挖支护后的围岩稳定性及变形演化规律。模拟结果表明：硐室顶板及与斜井连接处变形显著，两帮、顶板及底板塑性区厚度分别为6、5和5.5m，需采用长度7.5~8m的锚索进行补强支护。现场监测显示，锚杆锚索受力在支护后迅速上升，随后趋于稳定，硐室内部测点约20d达到稳定，应力集中区约15d稳定；所有测点受力均低于破断荷载，证实支护结构安全可靠。该研究成果可为西部软岩地层大硐室支护设计提供了关键参数与理论依据，对类似工程具有重要参考价值。

烧变岩结构破碎、裂隙发育、富水性强，为解决西部浅埋煤层巷道烧变围岩控制问题，基于榆树岭煤矿+1710回风石门揭露下11煤层烧变岩区实际工程条件，通过实测分析、数值模拟等方法，构建巷道围岩裂隙密度分区体系，识别其灾变演化机制，并在此基础上提出针对性的分区控制对策与支护优化方案。研究结果表明：巷道揭露烧变围岩裂隙密度可划分为完整区、裂隙区与破碎区三类，对应支护体系分别以锚索加密、注浆强化与棚式组合支护为核心，实现了“支—固—护”一体化的分区控制模式。

为确定彬长矿区冲击地压巷道围岩支护的设计依据，选用巷道支护系统中常用的支护材料及构件，开展静载和冲击动载试验研究，系统分析锚杆、锚索、托盘、金属网的静载力学性能及冲击动载作用下的力学响应特征和破坏形态。试验结果表明：静载作用下，测试锚杆极限承载力为293.7kN，伸长率为12.5%，测试锚索抗拉强度达到1980MPa，伸长率为9.9%，锚杆托盘压缩载荷-变形曲线呈多阶段发展，最大载荷为386kN。落锤冲击作用下，测试锚杆冲击力—位移曲线经历弹性、塑性和回弹三个阶段，锚杆最多能承受8次冲击，冲击延伸率为9.98%，且脆性增强；测试锚索冲击力-位移曲线呈收紧、急剧增长、稳定变形和回弹四个阶段发展，冲击力峰值最大为550kN，动载伸长率为1.57%，吸收能量为1.35×10⁴J。锚杆蝶形托盘和W型托盘冲击力-位移曲线先后经历缓慢增长，线性增长，平稳增长和急剧衰减四个阶段。另外，相较于蝶形托盘，W型托盘前期抗冲击能力较差。金属网冲击力-位移曲线大致经历线性增长，剧烈波动和快速衰减三个阶段，随着冲击能量增加，冲击力峰值基本呈增长趋势，变形量持续增大，网格基本保持了原有形态，缓冲性能较好。

为揭示上覆采空区与遗留煤柱对下伏工作面异常来压的耦合致灾机理，保障下伏工作面顶板稳定及安全高效回采，以察哈素煤矿32302工作面为工程背景，综合运用理论分析、数值模拟与现场监测相结合的方法，系统开展多煤层遗留煤柱下伏工作面顶板异常来压机理研究。构建遗留煤柱作用下的底板应力分区模型，明确底板浅层压剪复合应力集中区特征及前后50m范围的应力异常分布规律。基于弹性薄板理论建立基本顶周期来压力学模型，揭示基本顶在工作面推进至11.4m时首次发生失稳、推进至15m时失稳特征显著的力学演化规律。结合三维数值模拟与现场液压支架工作阻力监测数据，识别出上覆采空区边缘与遗留煤柱引发的应力叠加特征及动态传递路径，明确超前应力峰值最大升幅达34.08%，遗留煤柱下方集中应力达24.23MPa。基于上述研究，提出以工作面推进位置为依据的三级分区管控准则，划定开切眼前方50m预警区、开切眼前后20m高危区及开切眼后方20m卸压区。研究成果可为多煤层遗留煤柱下伏工作面顶板灾害识别及区域防控提供可靠理论依据与工程技术指导。

淮南煤田基岩之上覆盖巨厚松散层，其底部第四含水层（简称“四含”）厚度大、富水性强。板集煤矿5煤顶板直接充水水源主要受“四含”垂向及侧向补给，这导致矿井不仅面临严重的顶板松散层水害威胁，还存在因“四含”失水引发地层沉降，进而造成井筒变形破坏的风险，因此需严格保障回采期间松散层“零出水”。为解决上述难题，基于定向钻进与长距离注浆技术，提出顶板水害超前区域治理方案，将防治思路由被动治理转变为主动预防。在工作面回采前，在顶板导水裂隙带之上实施垂向导水层位注浆改造，并对侧向导水补给通道进行帷幕截流。采用数值模拟方法验证了治理层位的可靠性，构建了注浆材料柔性量化评价指标，通过浆液配比试验优选出柔性水泥-黏土浆配方，有效降低了采后顶板注浆层失效风险。针对临近松散层无底隔区的特点，制定高压浆液扩散控制注浆工艺。工程实践结果表明，该超前区域治理技术在采前成功切断了顶板垂向及侧向导水补给通道，回采期间顶板治理层未受采动破坏，实现了工作面回采时松散层“零出水”目标。

针对以孔代巷瓦斯抽采技术布孔间距现有确定方式仅依赖采空区瓦斯运移模拟与现场经验， 缺乏多场耦合条件下的系统性综合分析，且未充分考量瓦斯之外其他致灾风险因素的问题，以2-105工作面为试验区，通过模拟与实测相结合的方法开展研究。首先模拟不同钻孔距离下采空区瓦斯运移规律，确定布孔间距基本区间；在此基础上，耦合分析采空区温度场、氧浓度场及风速场等因素，实现对布孔间距的综合优化；最后通过现场实测验证模拟结果。研究表明：单纯基于瓦斯场模拟得出的布孔间距为25m；而多场耦合分析显示, 间距增大将引发漏风增强、氧浓度上升，进而导致自燃带扩大及高温区迁移的灾害链，据此提出20m动态抽采策略。现场实测显示，钻孔距工作面15~35m区间内，上隅角瓦斯浓度均低于0.8%, 氧气浓度最大差值为0.9%，温度最大差值为0.8K，与模拟结果误差较小，验证了模拟的准确性。

以平顶山矿区为工程背景，阐述了深部开采区地质构造控制下该区域内瓦斯赋存规律，并基于煤与瓦斯突出事故的分布特征和复合动力灾害的演化成因，提出了地应力、地质构造和煤厚变化带是复合动力灾害监测预警中的重点要素。引入了基于频谱声学方法的复合动力灾害监测预警系统，并应用于平顶山天安煤业八矿己₁₅-15080运输巷和回风巷掘进工作面。试验结果表明：突出危险性指标在断层揭露前的一定距离内变化异常并超出临界值，超出临界值的位置分布在煤厚变化带与倾角变化区；瓦斯喷出和煤的突然压出指标在断层影响区以及煤厚变化带超出临界值，表明该区域具有动力灾害发生的危险性，监测预警结果符合现场工况。

针对钻杆公、母接头螺纹断裂导致掉钻问题，通过分析螺纹不同位置断裂的掉钻机理，提出了一种同步双螺纹防掉技术，采用同步双螺纹+连接杆结构设计，主螺纹承受载荷，断裂后利用副螺纹和连接杆维持轴向连接，防止钻具脱落。介绍了同步双螺纹公母接头设计思路, 给出了主螺纹承载能力、副螺纹和连接杆防掉能力计算方法，开展了Φ89mm双螺纹钻杆性能试验，钻杆的抗扭能力达34904N·m、抗拉能力达1878kN，分别是配套钻机额定能力的2.33倍和6.26倍，模拟公接头、母接头螺纹断裂后的二次抗拉能力为517kN和433kN，是钻机额定拉力的1.72倍、1.44倍，完全满足安全提钻需求。试验结果表明，同步双螺纹结构有效解决接头断裂导致掉钻的难题，显著提升钻杆的可靠性和施工安全性。

当前智能光电干选机多为两产品分选，在处理中煤含量大的原煤时灵活性不足，易导致煤炭资源损失。三产品智能干选机通过多级识别与分选机构设计，可同时分选出精煤、中煤与矸石三类产品。为了明确煤质特性（如粒度组成、密度组成）对三产品干选机分选效果的影响, 以TDS32-300型三产品智能光电干选机为对象，分析了不同煤质特性入料的分选效果差异。结果表明，光电智能干选机的可能偏差远高于重介质分选设备，用于重选设备工艺性能评价的可能偏差E值并不适用于光电智能干选机分选性能的评价。入料性质对三产品干选机的分选效果有显著影响，大粒级含量越多，分选效果越好，大于70mm粒级的含量越高越有利于分选。当入料的中间密度级含量大时会对三产品干选机的中煤与精煤分选精度造成一定影响。研究结果为三产品智能光电干选机的精细化分选和系统升级提供借鉴意义。

为优化深部矿井切顶卸压沿空留巷稳定性，以淮南新集一矿360606工作面为依托，聚焦其全生命周期底鼓演化规律并提出防治策略，综合运用理论分析、力学建模与FLAC^3D数值模拟手段展开研究，理论分析揭示了各阶段底鼓机理，掘巷阶段因应力重新分布，底鼓量为118mm；一次采动阶段，受支承压力影响，底鼓量增至351.6mm；二次采动阶段，基本底弯曲失稳，底鼓量达836.9mm。数值模拟结果显示，二次采动时垂直应力峰值达44MPa，塑性区扩展至超前工作面40m，高应力集中与塑性区扩展加剧底鼓。基于此，提出“超前—滞后—稳定”分阶段协同控制策略，并确定切顶参数优化应力场。现场应用后，底鼓量降至474mm，相比理论值降低43.3%，有效控制了巷道变形。

为了掌握特厚煤层开采的覆岩破坏特征与裂隙发育规律，防范顶板、溃水等安全事故。以黄玉川煤矿6上煤层浅埋特厚工作面为研究背景，通过理论分析、数值模拟、现场实测等综合手段，对采动覆岩位移场、应力场、裂隙场多因素深入对比分析。获得该矿井特厚工作面开采覆岩破坏范围约为150m，基本顶初次垮落步距为44.74m，周期垮落步距为18.27m。揭示了特厚煤层强采动覆岩破坏形态轮廓整体呈现为“倒漏斗”形，覆岩裂隙呈现出明显的分区扩展特征，可划分为：离层区、裂隙发育区、裂隙闭合区、稳定区。发现了采动应力在覆岩中的传递呈现马鞍形，应力集中主要分布于采空区边界以及中部压实区；待工作面推进180m后采动影响趋于周期来压稳定阶段，应力上位传递衰减，采动裂隙得以抑制。研究结果对于浅埋特厚煤层强采动条件下的覆岩运移破坏高度与灾害防治具有一定指导意义。

特厚煤层开采导致上覆岩层采动响应更为剧烈，为精准厘清其覆岩采动裂隙的演化规律，保障工作面安全高效生产及保护地表生态环境，以新疆永宁煤矿2303工作面为工程背景，采用离散元数值模拟方法，直观表征特厚煤层采动影响下覆岩裂隙的发育特征，揭示导水裂隙带与垮落带随工作面推进的演化规律；结合分形几何理论，通过盒形覆盖法实现裂隙发育程度的精确量化分析。结果显示：该工作面特厚煤层开采后，垮落带发育高度为51.10m，导水裂隙带发育高度为148.11m，垮采比为5.77、裂采比为16.63；随工作面推进，裂隙带高度呈现“发育—增长—稳定”三个阶段的特征,垮落带高度则伴随基本顶与亚关键层的破断历经两次“骤增—缓降”的循环。采动覆岩裂隙发育具有显著的分形特征，整体分形维数随工作面推进呈“两端大、中间小”的马鞍形动态变化：采空区两侧（主裂隙区）的平均分形维数分别为1.001和0.978，是采空区的主要导水通道；距底板150m处的离层发育区分形维数为0.904，易形成地下水富集空间。通过拟合分形维数演化曲线，推算出推进距离达71.18m时分形维数达到峰值，此节点与顶板大面积垮落阶段精确对应。

针对巷道围岩稳定性影响因素较为复杂的问题，以八连城煤矿为实地调查背景，采用模糊聚类分析方法研究了顶板强度、两帮强度、底板强度、埋深、顶高比（直接顶厚度与采高的比值）、煤柱宽度、最大水平主应力和垮落平均步距8个主要影响因素，建立评价模型，将巷道围岩分为非常稳定（Ⅰ），稳定（Ⅱ），中等稳定（Ⅲ），不稳定（Ⅳ）和极不稳定（Ⅴ）五个评价等级。并且运用多元逐步回归分析方法建立了围岩稳定性预测的回归方程，结果表明，模拟的精确度为0.911，能够很好的反映出主要影响因素与围岩稳定性的量化关系。开发了巷道围岩稳定性识别软件，能够快速地识别出巷道的类别，以分类结果为基础提出了支护优化设计，有效地减小围岩变形量。

针对泥岩层理倾角对其力学行为及破裂响应特征的影响，以陕煤曹家滩煤矿泥岩试样为研究对象，采用实验室试验与离散元数值模拟相结合的方法，探究层理倾角对泥岩力学行为的影响及其与宏观裂纹演化特征的关联。首先对不同层理倾角（0°、15°和30°）的泥岩进行单轴压缩试验，发现随着层理倾角增大，试件单轴抗压强度减小、宏观破坏主导的贯穿裂隙向水平方向倾斜、岩体破坏模式由脆性向延性转变。为深入分析层理弱面对泥岩力学特性及细观裂纹演化的影响，进一步采用离散元PFC软件建立0°~90°层理倾角的数值模型，通过分层建模并弱化层间颗粒黏结参数构建层理弱面。研究表明：层理泥岩的单轴压缩峰值应力、峰值应变及弹性模量随倾角增大呈“U”形变化;受载破坏时，层理弱面率先萌生微裂纹，层理“预切割”效应显著，贯穿裂隙的扩展方向受层理倾角控制。上述结果表明，层理弱面显著降低泥岩承载能力，在地下工程巷道围岩控制中，需充分考虑层理倾角对围岩稳定性的影响及其破坏预警作用。

为了提高图像识别精度，提出基于机器视觉与煤流高度的矿用带式输送机金属异物识别方法。利用双目视觉系统获取带式输送机金属异物图像，并通过平面模板法进行畸变校正，提高图像质量，利用机器视觉中的DA-GANomaly模型生成金属异物识别模型，基于推理得到的煤流高度值，学习正常煤流图像的特征分布，识别含金属异物图像与正常图像特征分布的差异，从而判断是否存在金属异物。选取CIoU损失函数，给定一个异常分数，用来辅助模型对图像中是否含有金属异物进行判断，根据异常分数的值，实现矿用带式输送机金属异物自动识别。结果表明，所提方法识别精准度高、识别效率快、成功识别次数最高，可以快速、准确判断图像中是否含有金属异物，可实现对输送机金属异物的识别。

针对带式输送机传统调速方法因固定转速设定导致的能耗浪费、响应滞后及运行不稳定等问题，提出一种基于煤流量与电机功率动态平衡的双环模糊PID调速控制策略。基于带式输送机胶带纵向动力学模型与煤流-电机耦合方程，推导系统平衡条件与约束条件划分出安全、高效和过渡三种典型工况，揭示带速、煤流量与电机功率的强非线性关联机制；构建外环模糊控制器与内环PID控制器的分层双环模糊PID调速控制架构，外环模糊控制器以实时煤流量和电机功率作为输入，依据Mamdani模糊规则动态生成速度设定值，实现安全区、高效区、过渡区三工况自适应策略能效优化。内环PID通过反馈精准跟踪速度设定值，实现抑制动态波动。试验结果表明，该策略可以实现系统动态响应提升，煤流量阶跃变化时速度设定更新延迟小于5ms，实际速度响应仅1.2s，速度跟踪均方根误差0.09m/s，高效工况占比达89%，显著提升系统能效与控制精度。

矿井涌水量的精准预测对于矿山安全生产与水害防控至关重要。传统预测方法受限于模型假设条件及参数敏感性，难以满足工程对预测精度的高要求。基于此，提出了一种基于改进完全自适应噪声集合经验模态分解（ICEEMDAN）-变分模态分解（VMD）的二次分解技术，并结合双向长短期记忆网络（BiLSTM）与Transformer的矿井涌水量预测新方法。首先通过ICEEMDAN将原始涌水量信号分解为若干固有模态函数（IMFs）；接着引入麻雀搜索算法（SSA）对变分模态分解（VMD）的关键参数进行优化，对信号实施二次分解以完成多尺度特征提取。随后通过BiLSTM捕捉时序数据的短期与长期依赖特征，结合Transformer自注意力机制强化全局特征关联建模。实验结果表明，该方法在预测精度与鲁棒性方面均显著优于传统预测方法，为矿井涌水量监测及预警提供了全新的技术路径。

为探究CO₂相变致裂对煤体全孔径孔隙结构的影响，在贵州六盘水大运及大河边煤矿采集CO₂致裂前后的煤样，通过高压压汞、低温N₂吸附与低压CO₂吸附实验，并结合分形理论分析孔隙结构特征与分形特性。结果表明：原煤孔隙主要为片状颗粒堆积形成的狭缝孔；经CO₂相变致裂后，微孔数量减少，中、大孔数量增多，孔隙结构重构，产生大量墨水瓶形的半开放型/开放型孔隙，促使微孔向中孔转化、中孔向大孔转化以及大孔进一步扩展。分形特性分析显示，CO₂相变致裂对不同尺度孔隙的影响存在差异：微孔分形维数增加，结构复杂性与非均质性增强；大孔分形维数降低，结构趋于简单且非均质性减弱；中孔在低压区（P/P0≥0.5）的分形维数降低，结构简化且非均质性减弱，而高压区（P/P0<0.5）的分形维数无明显变化规律。工程应用表明，CO₂相变致裂技术可显著降低瓦斯流量衰减系数，提高透气性系数与煤层渗透性，降低瓦斯含量，提升瓦斯抽采效率，为煤矿安全生产提供技术保障。

针对高盐矿井水中离子种类复杂难以定量分析，但其中SO₄^2-离子含量最高、对材料侵蚀影响最显著的问题，研究了SO₄^2-浓度对煤矸石基充填材料力学性能的影响规律。以煤矸石和模拟矿井水的硫酸钠溶液为主要原料，添加固化剂制备充填材料。在不同养护龄期下，对不同SO₄^2-含量（0、10000、20000、30000mg/L）的充填材料进行抗压强度测试和SEM微观扫描。强度测试表明，在1~7d时，适量SO₄^2-能显著提升材料强度，过量则会导致强度下降；在14~28d时,30000mg/L的SO₄^2-含量组则表现出更好的强度增强效果。SEM微观形貌显示，在28d龄期时，随着SO₄^2-浓度的增加，钙矾石晶体与C-S-H凝胶形成更致密交织网状结构且孔隙减少，与宏观强度演化规律吻合。与自来水制备的充填材料相比，硫酸钠溶液制备的充填材料抗压强度优势明显，验证了双废制备新型充填材料的可行性。

选择性絮凝浮选、选选择性油团聚浮选、选择性絮凝—重力分选—浮选等技术是解决难选煤泥提质难的新思路，其关键在于扩大微细黏土矿物与煤炭颗粒絮体的粒径差异。选取对高岭土和煤炭颗粒具有一定选择性的聚合氯化铝（PAC）为研究对象，对比了溶胶凝胶法和溶剂热法制得的Fe₃O₄-PAC复合药剂形貌特征，及其对高岭土和煤炭颗粒的絮凝效果，进而研究了Fe₃O₄和PAC质量配比下复合药剂对煤与高岭土沉降特性差异的影响规律。结果表明：PAC对高岭土絮凝具有一定选择性，在高岭土溶液浓度为3%时絮体沉降速度最快。溶剂热法制得的Fe3O4颗粒粒径均一，且粒径小于共沉淀法制得的Fe₃O₄颗粒；沉淀法和溶剂热法均能制备出Fe₃O₄-PAC复合药剂，在试验浓度范围内对煤炭和高岭土依然具有选择性，但药剂用量增加，且采用溶剂热法制备的复合药剂在高岭土絮体沉降速度和溶液上清液透光度上表现更优；Fe₃O₄-PAC复合药剂制备过程中，随着Fe₃O₄占比增高，复合药剂表面负载的Fe₃O₄颗粒增多，复合药剂中含铁量越多，对高岭土的絮凝作用越明显，高岭土絮体沉降速度加快，但出现明显分界面所需药剂浓度也增多。

便携式近红外光谱在煤质分析中因谱峰重叠、变量高度相关及采样条件敏感等问题,常导致建模精度与稳定性不足。针对该问题，提出了一种基于多任务特征解耦U型网络的煤炭挥发分与发热量协同预测方法。该方法首先通过迭代剔除异常样本和标准正态变换提升数据质量，再利用Unet网络提取共享特征，并引入特征解耦模块分离任务专有信息，从而兼顾指标的关联性与特异性。基于600个煤样的实验结果表明，模型对挥发分与发热量预测的相关系数分别达到0.8086和0.8584，预测精度与稳定性显著优于多种基准模型，并在噪声干扰下保持良好鲁棒性，为煤炭多指标的便携式快速在线检测提供了一条高效、精准且适应性强的技术路径。

为了给振动给料机的优化设计和应用提供支持，研究了单质体和双质体惯性振动给料机的振动特性及稳定性。建立了两类给料机的动力学模型与微分方程，利用拉普拉斯变换计算其刚体动力学响应，并借助EDEM离散元法模拟物料与给料机的耦合作用力；最后，基于工程实际参数分析不同物料载荷下的幅频特性曲线。研究结果表明，双质体给料机所需激振力仅为单质体的20%，表现出显著的节能潜力；在物料结合质量0~1t范围内，双质体给料机的振幅变化率（8.82%）远低于单质体（32.35%），稳定性更优；双质体稳定性源于双质体给料机工作频率处于亚共振区，物料增加时，槽体幅频特性曲线左移导致振幅上升，抵消了因质量增加造成的振幅下降，形成稳定的振幅区间。研究结果为振动给料机的优化设计提供了重要参考。

为保障刮板链传动系统的稳定运行、提高生产效率，针对掘锚一体机配套刮板链传动系统的张紧控制技术进行研究。首先分析了刮板链传动系统的工作原理和力学特性，明确了张紧链控制装置的关键参数和影响因素，在此基础上，结合掘锚一体机的实际工况，提出了一种基于自适应控制的张紧控制策略。该策略通过实时监测刮板链的张力变化，结合液压传动系统和系统辨识算法，实现了对刮板链传动系统张紧力的精确控制，并进行了仿真和实验研究。仿真结果表明，该控制策略能够实现对刮板链传动系统张紧力的精确控制，有效避免了链条松弛或过度张紧的问题。实验研究结果进一步验证了该控制策略的可靠性和实用性，为掘锚一体机配套刮板链传动系统的张紧控制提供了一种新的解决方案。